安全生产龙盛煤矿生产系统和安全设施自检报告-版

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1、安全生产龙盛煤矿生产系统和 安全设施自检报告-版 安全生产龙盛煤矿生产系统和 安全设施自检报告-版 第一章矿井建设基本情况 第一节矿井地理位置、矿区范围、矿界面积第一节矿井地理位置、矿区范围、矿界面积 xx 市龙盛煤矿位于 xx 市板桥乡王家岭村，距 xx 市区 3km，有二 级公路相通。隶属 xx 市新城区管辖。 本井田西与 xx 矿务局象山煤矿相邻，北与星火煤业公司相邻， 东为煤层露头， 南与已关闭的火炬煤矿相邻。 该区属低山区丘陵地貌， 地形复杂，海拔标高+575+692m。 根据山西省国土资源厅颁发的 xx 市龙盛煤矿采矿许可证副本 （证号：C610000201002112033321

2、） ，井田范围由 9 个拐点圈定，各 拐点坐标见下表。 整合后井田范围拐点坐标表表 1-1-1 拐点序号X 坐标Y 坐标 13929549.0037446756.00 23929549.0037446459.00 33929814.0037446460.00 43930107.0037446520.00 53930461.0037446618.00 63930968.0037446777.00 73930968.0037446330.00 83931429.0037446330.00 93931429.0037447128.00 井田走向长约 1850m，倾斜宽 330-750m，面积约 0.

3、7984km2。 由于龙盛煤矿+380 以下受奥灰水的影响，初期能力设计为 15 万 t/a，准采标高为+380+600m。 第二节煤矿资源赋存及储量第二节煤矿资源赋存及储量 一、煤炭资源赋存一、煤炭资源赋存 龙盛煤矿含煤岩系为石炭系上统太原组，含煤 7 层，自上而下分 别为 6、7、8、9、10、11、11 之下，其中 11 号煤为可采煤层，其余 煤层均为极不稳定的不可采煤层。 11 号煤层位于太原组下部，为太原组唯一可采煤层，该煤层上距 3 号煤层 60 米左右， 下距奥灰岩顶面 18 米左右。 厚度在 2.667.25m 之间，平均厚度 4.49m。煤层埋深 185-490 米，底板标高

4、 240-600 米。无夹矸或含一层，该煤层为中厚-厚煤层，厚度变化较小，且规 律性明显，煤类单一，以贫煤为主，煤质变化小，为稳定的全区可采 煤层。 。 二、储量二、储量 根据山西省煤田地质局一三一地质队编制的xx 市龙盛煤矿（扩 大）资源储量核实报告 ，整合范围内截至 2011 年底保有资源储量 679.8 万吨。其中：探明的经济基础储量（331）356.8 万吨；控制的 经济基础储量（333）222.5 万吨；+380 以下的资源量：318.4 万吨， 村庄压覆资源量：100.5 万吨。 资源储量估算汇总表表 1-2-1 保有资源储量（万吨） 煤层 编号 区块 331333小计 +380

5、以 下 村庄 覆盖 合计 采动量 扩大区143.4143.4143.4100.5243.9 11 号 原煤矿213.4222.5435.9175.0435.916.0 合计356.8222.5579.3318.4100.5679.816.0 第三节矿井设计生产能力及服务年限第三节矿井设计生产能力及服务年限 一、矿井设计生产能力为 30 万 t/a。 二、服务年限为 13 年 第四节设计确定的矿、土、安工程量、投资金额及实际完成工期第四节设计确定的矿、土、安工程量、投资金额及实际完成工期 一、一、 按照 xx 市龙盛煤矿资源整合矿井开采设计二次变更说明书 及xx 市龙盛煤矿资源整合矿井安全设施设

6、计说明书 设计的矿、土 安工程量投资金额具体设计与施工情况见下表 矿、土、安工程量投资金额具体设计与施工情况统计表 1-4-2 单位:万元 数量 项目 设计工程量实际工程量设计投资金额实际投资金额 井巷工程2555m2560m641.68720.00 土建工程2370m2380m3393.21412.10 设备更换及 购置安装工程 1549.281530.00 安全设施860.00854.00 其他181.09171.00 合计2825.263687.10 二、设计工期、开工时间、实际完成工期二、设计工期、开工时间、实际完成工期 设计工期：13 个月加 5 个月=18 个月 开工日期：2009

7、 年 10 月 实际完成工期：18 个月 第二章矿井生产系统及安全设施建设及自检情况第二章矿井生产系统及安全设施建设及自检情况 第一节开采系统第一节开采系统 本矿采用三斜井单水平开拓方式，共有三个井筒，即主井、副井 和回风井。可采煤层为 11 号煤。矿井按资源整合初步设计说明书以 井筒为界划分两个采区，井田北翼为北采区，井田南翼为南采区。 一、井筒 根据开拓部署，矿井设三个井筒，即主、副斜井和回风斜井。 1、主斜井 井筒倾角 27，斜长 397.3m，采用 U 型铁硼、金属网、喷射混凝 土联合支护形式，圆弧拱形断面,净断面积 6.7m2。担负全矿井的煤炭 运输任务，兼做矿井的进风井。 2、副立

8、井 井筒倾角 24，斜长 432.45m，采用 U 型铁硼、金属网、喷射混 凝土联合支护形式， 圆弧拱形断面,净断面积 6.7m2。 担负矿井的材料、 设备、提矸、人员等全部的辅助提升任务，兼做矿井的进风井和安全 出口。 3、回风井 井筒倾角 21，井筒斜长 348m，采用 U 型铁硼、金属网、喷射混 凝土联合支护形式，圆弧拱形断面,净断面积 5.9m2。作为矿井的回风 井和安全出口。 井筒特征表见表 1。 井筒特征表表 2-1-1 特征 井筒名称 主井副井风井 纬距393047639304163930530 井口坐标（m） 经距374470933744709937447084 井口56456

9、4573 标高（m） 井底385385440 井筒倾角（度）27024021 井筒方位角（度） 井筒长度（m）397432348 井筒掘进断面7.37.36.6 井筒净断面（m2）6.76.75.9 支护厚度(表土段/基岩段 mm)300300300 基岩段支护材料喷射混凝土喷射混凝土喷射混凝土 井筒直径或净宽（m）2.82.82.4 井筒装备8t 箕斗5t 箕斗梯子间 井筒用途煤炭运输、进风 辅助运输、 进风及 安全出口 回风及安全出口 备注 二、采掘系统布置情况： 1、在副井井底掘进单面斜井式井底车场，井底车场形成后，在 井底车场按照设计开门掘进中央变电所、水泵房、水仓、管子道等井 底硐室

10、。在主井井底开掘煤仓一座和主井装载硐室一处，形成矿井的 主要开拓系统。 2、采煤工作面布置情况：在副井下山左侧布置+440 石门（一石 门）和+400 石门（二石门） ，分别在石门见煤后，沿煤层底板往北掘 +440 回风顺槽和+400 运输顺槽，切眼联通，形成首采 1101 工作面， 该工作面现已掘进安装完成，该工作面采用长壁后退式单体液压支柱 采煤方法及工艺。在石门南翼布置 1102 接续工作面。 三、自检情况：按照设计要求，开拓系统工程已完成，1101 采煤 工作面、1102 掘进工作面、井下中央泵房、井下中央变电所、水仓已 全部完成并形成负压通风，并形成一采两掘的生产系统（详见采掘工 程

11、平面图） 。 第一节通风系统第一节通风系统 一、设计情况 1、通风方式：中央并列式通风。 2、通风方法：采用抽出式，即：主、副井进风、回风井回风。 3、局部通风：掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 4、通风设施：矿井的风门、风墙、防爆门、密闭、测风站、引 风道等通风安全设施都作了严格要求。 5、通风设备： （1）矿井主要通风机。主要通风机选用 2 台 FBCDZ-6-15（B） 型防爆对旋轴流式通风机，电机功率 255kw，风量范围：23 52m3/s,风压范围：6172340Pa。 （2）局部通风机。井下掘进工作面采用 FBCZD-5/211KW 型局部 通风机通风。 二、自检情况 本矿共

12、有三条井筒，主井、副井进风，回风井回风，二进一回， 实现了专用回风井回风。通风设施严格按专篇要求建设，建设了 2 对 防爆风门、2 对双向调节风门、4 道调节风窗和 4 道密闭，都严格按 规定构筑。本矿主要通风机选用 FBCDZ15/255 型防爆对旋轴流式 风机两台，一台运行，一台备用，配套电机功率 255KW，风量范围： 2352m3/s，风压范围：6172340Pa，风叶安装角度：22.3/19.5。 掘进巷道施工按设计要求作业采用 FBD5/211KW 型局部通风机通风， 掘进工作面的局部通风机采用“三专”供电，并实现“两闭锁”和 “双风机、双电源、自动切换” 。各项参数均满足设计要求

13、，能满足 安全生产的需要（见通风系统图） 。 第二节排水系统第二节排水系统 一、设计要求 1、中央泵房。设计在副井井底车场水平（标高+385m）设置中央 水泵房，直接将矿井涌水通过副井井筒排至地面。泵房内设计安装 D85-456 型排水泵 3 台， 配套电机型号 YB2-110M-2， 110kw， 电压 380V， 排水泵设计扬程为 240m， 工作方式为一台工作， 一台备用， 一台检修。 设计敷设 2 趟1084.5 的排水管路，经副井排至地面，担负矿井所 有排水。 2、在井底车场中央水泵房和中央变电所通路内设置既能防水又 能防火的密闭门，以备水患时关闭，保证排水设备正常工作。中央水 泵房

14、有两个出口，一个出口用斜巷即管子道通到井筒，管子道与井筒 连接处平台高出泵房底板 7m 以上；另一个出口通到井底车场出车侧， 泵房底板高出泵房通路与井底车场巷道连接处底板 0.5m。 3、水仓。矿井在井底车场设主要水仓，且分为主水仓和副水仓， 水仓有效总容量为 580m。 二、自检情况 1、中央泵房。已在在副井井底车场水平（标高+385m）布置中央 水泵房，直接将矿井涌水通过副井井筒排至地面。泵房内设计安装 D85-456 型排水泵 3 台， 配套电机型号 YB2-110M-2， 110kw， 电压 380V， 排水泵设计扬程为 240m， 工作方式为一台工作， 一台备用， 一台检修。 设计敷

15、设 2 趟1084.5 的排水管路，经副井排至地面，担负矿井所 有排水。 2、已在井底车场中央泵房和中央变电所通路内设置密闭门，以 备水患时关闭，保证排水设备正常工作。中央泵房有两个出口，一个 出口由泵房管子道通到井筒， 管子道与井筒连接处平台 （标高为+392m） 高出泵房底板（标高为 385m） 7m；另一个出口由泵房联络巷通至副井 井底大门，泵房底板（标高为+384.5m）高出泵房通路与井底车场巷 道连接处底板（标高为 385m）0.5m， 3、矿井已按照设计要求在井底一水平布置主、副水仓，主水仓 容量 385m，副水仓容量 315m3，总容量 700m。 以上所述符合设计原则并满足安全

16、生产要求（见排水系统图） 。 第三节提升运输系统第三节提升运输系统 一、设计要求 1、主井提升系统 主井采用 JK2.01.5/30 提升机一部，滚筒直径 2000mm，滚筒 宽度 1500mm，配用 JR127-10-280 型、280kW、10kv 电动机，提升速 度 4.84m/s。提升机最大静拉力 90KN,最大静拉力差 55KN，采用 PLC 电控系统。选择 28NAT619S+FC1570 型钢丝绳，直径为 28mm。采用一 对 JLS-3 型单绳提煤箕斗提升。 2、副井辅助系统 副井提升设备采用 JTP1.6x1.2/20 单滚筒提升机一部，滚筒直 径 1600mm，滚筒宽度 1200mm，配用 YR5004-8 型、400kW、10kv 电动 机，提升速度 4.9m/s。采用 ASCS 直流全数字调速电控系统。选择 28ZAB6V30+FC1570ZZ 型钢丝绳，直径为 28mm。采用一个 5t 箕斗提 升。 3、主井上仓皮带运输系统 上仓皮带采用 DTL100/35/230 型胶带输送机，电控采用 QBZ-200/660 开关控制，电机 YB